钒钛磁铁矿固态还原的研究

研究了钒钛磁铁矿的固态还原过程及影响因素,讨论了磨矿粒度、还原温度和配碳量对固态还原金属化率及还原后炉料中钛走向的影响.采用煤基直接还原工艺流程,能够将钒钛磁铁矿中铁的氧化物还原为金属铁,然后通过磁选,可实现钛、铁的有效分离.实验结果表明,最佳工艺条件为:还原温度1 100℃,配碳量为1∶1,磨矿粒度控制在75~150μm之间.在此工艺条件下得到铁的金属化率和渣中钛的质量分数分别在80%和36%以上.该工艺为我国大批量钒钛磁铁矿的开发利用提供了新途径.     

Na_2CO_3和CaF_2强化赤泥铁氧化物还原研究

以赤泥为原料,采用温度为1150℃、还原180min的条件进行煤基直接还原,研究Na2CO3和CaF2对赤泥铁氧化物还原的影响;采用光学显微镜观察还原样的显微结构,并对还原样及经球磨磁选后得到的精矿和尾矿的TFe品位以及MFe含量进行分析。研究结果表明:纯赤泥还原样金属化率低于90%,其渣铁分离效果差;添加3%Na2CO3和3%CaF2后还原样金属化率提高到92.79%,磁选精矿品位上升到89.57%,铁回收率达到91.15%;添加Na2CO3和CaF2可提高FeO的还原反应活度,降低固相反应产物的熔点和黏度,优化还原过程中传热和传质条件,强化赤泥的还原。     

浸锌渣综合利用新工艺及镓的富集行为

研究了浸锌渣还原焙烧分选综合回收有价元素新工艺,并采用电子显微镜、能谱仪和扫描电镜等分析了还原焙烧渣中金属的性质.研究结果表明当还原温度为1100 ℃、还原时间为150 min时,还原焙烧渣中铁的金属化率、镓的回收率、锌的挥发率分别为95.10%,89.10%,98.42%.还原焙烧渣经破碎、磨矿、磁选分离获得的磁性产物中含Fe 90.16%,Ga的质量浓度为2164 g/t;Fe,Ga的回收率分别为87.78%,92.42%;还原焙烧渣中金属铁是镓的主要载体矿物相,镓具有明显的亲铁特性;镓在金属铁中的富集是实现浸锌渣在还原焙烧分选过程中高效分离的基础.     

含铌铁精矿含碳球团还原过程中微观结构变化研究

借助SEM、EDS、XRD、化学分析等手段,对不同还原焙烧条件下含铌铁精矿含碳球团的金属化率、形貌、物相组成及元素分布等进行表征,在实验室模拟转底炉条件下研究了直接还原过程中铁矿物和钛、铌矿物的微观结构变化。结果表明,适当地提高还原温度或延长还原时间,有助于提高球团的金属化率,本实验条件下,在还原温度1100℃时保温20min,球团金属化率达到最大,约为86%;此外,随着还原温度的升高或还原时间的延长,金属铁不断聚集、长大,形成较大的金属颗粒,并逐渐连结形成网状结构,渣铁明显分离,含铌、钛矿物也聚集在一起分布在渣相中,为后续铌和钛的富集提供了有利条件。     

铝粉对钒钛磁铁精矿碳热还原及熔分过程的影响

研究了铝粉对钒钛磁铁精矿碳热还原及熔分过程的影响。结果表明：添加铝粉能提高钒钛磁铁精矿碳热还原反应速率。铝粉添加量越大,还原反应越快。在还原反应过程中,铝热还原反应的发生放出了大量热量,并在其反应界面周围形成局部高温,从而强化碳热还原反应过程,同时促进新生金属铁聚集长大。添加1%铝粉可稍微改善渣金分离;当铝粉添加量大于2%时,由于TiC的生成,渣的流动性变差,渣铁分离效果恶化。     

低品位赤铁矿球团成核剂强化还原机理研究

对某低品位赤铁矿球团直接还原过程中成核剂作用机理进行了研究.结果表明:在直接还原过程中,成核剂能够使金属铁晶粒形核位垒降低50%以上,有效促进了金属铁晶粒快速形核.同时,添加成核剂后,球团的还原表观活化能由18.10kJ.mol-1降低到10.15 kJ.mol-1,降低了43.92%.表观活化能越低,还原反应越容易进行,即成核剂能够有效促进铁矿物还原,从而提高还原球团的金属化率.     

钒钛磁铁精矿直接还原反应行为及其强化还原研究

通过在钒钛磁铁精矿中添加还原煤粉和少量添加剂,研究了还原温度、还原时间和添加剂等因素对钒钛磁铁精矿金属化率的影响,并对添加剂强化还原机理进行了探讨.结果表明:还原温度、还原时间、碳铁摩尔比及添加剂对金属化率的影响较大.在还原温度1200℃、还原时间120 min的条件下,未添加添加剂时金属化率最高可达84.5%;添加质量分数3.0%Na2CO3或CaF2的条件下,钒钛磁铁精矿的金属化率可以分别达到96.5%和93.3%.     

钒钛磁铁矿直接还原试验研究

在热力学分析的基础上研究了实验室条件下钒钛磁铁矿配煤直接还原的特点,考察了还原机理及还原温度、反应时间和配碳量对金属化率的影响.结果表明:采用直接还原可使钒钛磁铁矿中铁的氧化物优先还原为金属铁,钛仍以氧化物的形态存在;随着温度升高,球团金属化率呈上升趋势,且上升趋势随之减缓;在xC/xO=0.9∶1时,延长反应时间金属化率增加,但反应时间过长金属铁会被再氧化,反应时间控制在20 min为宜;在xC/xO=1.1∶1时,40 min内未出现再氧化现象;低配碳(xC/xO=0.8∶1)时,球团的金属化率随还原时间、还原温度的增加而增加,1 300℃下还原10 min后金属化率即达到了90%以上.     

焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响

利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)等手段考察了焙烧温度对提钒尾渣煤基直接还原效果的影响,并利用磨矿-磁选方法对焙烧产物进行了金属铁的分离实验.结果表明:最有利于金属铁析出、兼并、长大以及金属铁和渣相单体解离的焙烧温度是1200℃,在此温度下,提钒尾渣中的Fe2O3基本还原成了金属铁,Fe2TiO5基本转变成了金属铁和TiO2.铁质量分数36.54%、TiO2质量分数9.28%的提钒尾渣,经1200℃焙烧所得产物经过二段磨矿-二段磁选可获得铁质量分数90.90%、TiO2质量分数0.56%的金属铁粉.     

预还原球团吸波性能及其微波加热煤基直接还原

研究预还原球团在微波场中的升温特性,考察预还原球团微波加热中对直接还原的影响,分析铁氧化物煤基微波加热的还原行为.研究结果表明:预还原程度越高,球团中的Fe3O4含量逐渐减少,浮氏体和金属铁含量逐渐增多,对微波的吸收性能逐渐减弱,但是仍然具有较好的吸波能力.预还原球团金属化率越高,得到的海绵铁金属化率越高,在预还原球团金属化率为42.85％(质量分数),温度为1 000℃,还原时间为48 min,碳氧质量比为1.75:1时,海绵铁金属化率达到97.29％.随着还原反应的进行,铁氧化物的成分不断改变,金属铁颗粒呈星点状分布于浮氏体之间,但并不会形成致密金属壳,为还原反应中的气体交换创造良好的动力学条件.     

钛氧化物还原与钛渣变稠

采用攀钢高炉现场渣经过还原,获得具有一定钛氧化物还原度的炉渣试样,进一步测定样品的粘度和熔化性温度。随着钛氧化物还原度的提高,炉渣的粘度和熔化性温度总体呈上升趋势。用矿相显微镜研究了炉渣的显微结构前用图象分析仪对渣中TiC、TiN进行了定量研究。结果表明,高钛型高炉渣的变稠还与钛氧化物还原生成的TiC、TiN数量有关。因此高炉冶炼过程中用钛氧化物还原度作为判断和控制钛渣变稠的指标能更准确地反映高炉过程特点。     

预还原硼铁矿熔化分离铁和硼

在实验室条件下考查了预还原硼铁矿的金属化率、熔化分离温度及时间对硼铁分离的影响,获得了考查因素与熔化分离结果参数(铁中[B],渣中(B_2O_3),(FeO)含量)间的回归方程。结果表明:预还原硼铁矿经熔化可有效地将铁和硼的氧化物分离,B_2O_3和Fe的回收率均大于95％。     

预氧化在攀枝花钛铁矿固态还原过程中的作用

研究了预氧化对攀枝花钛铁矿还原行为的影响.结果表明:预氧化加快了钛铁矿铁氧化物的还原速率,提高了还原产物铁的金属化率.其作用机理是:钛铁矿在预氧化过程中形成了假金红石、三氧化二铁、金红石和三价铁板钛矿等新的物相,破坏了原有矿物结构,颗粒内部形成了大量孔隙,有利于增大颗粒的比表面积,改善还原过程气体的扩散条件;经预氧化处理的钛铁矿在预氧化过程中形成的新物相将被重新还原,新生钛铁矿活性高,还原产物的显微结构也得到了进一步的改善.     

铁浴法熔融还原熔渣的粘度计算模型

熔融还原工艺是钢铁工业的前沿技术之一，铁浴法熔融还原因近似周期性地加料，使得熔渣组成及性质在冶炼过程中具有动态变化特性，熔渣粘度对于冶炼过程有重要影响，熔渣粘度计算模型的建立可以对粘度进行快速预测，根据熔渣的离子结构理论及铁浴法熔融还原熔渣的特点，建立了熔渣粘度计算的模型，并编制了计算程序，该模型与Georges Urbain提出的建立在二元和三元熔体粘度数据基础上的多元渣系粘度计算模型比较，作者在计算值与测量值吻合更好，与测定的熔融还原渣系粘度比较，计算值与测定值吻合较好，该模型可较好地用于铁浴法熔融还原熔渣粘度的计算。     

高钛型高炉渣流变特性模拟实验

高钛型高炉渣流变特性是影响钒钛磁铁矿高炉冶炼的重要因素,其对炉渣的排放、渣铁分离,甚至炉缸的寿命有重要作用.该研究采用高浓度的丙烯腈-丁二烯-苯乙烯共聚物(ABS)悬浮液模拟高钛型高炉渣体系,用NXS-11A型同轴圆筒旋转黏度计测量其表观黏度,研究了温度、颗粒体积分数及颗粒粒度等因素对悬浮液表观黏度的影响.结果表明:温度和颗粒体积分数对悬浮液的表观黏度影响明显,颗粒粒度对悬浮液表观黏度影响较弱.在较宽的颗粒浓度范围内悬浮液符合Bingham塑性体,并得到了表观黏度与温度和体积分数的二元函数关系式.     

A method for recovery of iron,titanium, and vanadium from vanadium-bearing titanomagnetite

An innovative method for recovering valuable elements from vanadium-bearing titanomagnetite is proposed. This method involves two procedures:low-temperature roasting of vanadium-bearing titanomagnetite and water leaching of roasting slag. During the roasting process, the reduction of iron oxides to metallic iron, the sodium oxidation of vanadium oxides to water-soluble sodium vanadate, and the smelting separation of metallic iron and slag were accomplished simultaneously. Optimal roasting conditions for iron/slag separation were achieved with a mixture thickness of 42.5 mm, a roasting temperature of 1200℃, a residence time of 2 h, a molar ratio of C/O of 1.7, and a sodium carbonate addition of 70wt%, as well as with the use of anthracite as a reductant. Under the optimal conditions, 93.67% iron from the raw ore was recovered in the form of iron nugget with 95.44% iron grade. After a water leaching process, 85.61% of the vanadium from the roasting slag was leached, confirming the sodium oxidation of most of the vanadium oxides to water-soluble sodium vanadate during the roasting process. The total recoveries of iron, vanadium, and titanium were 93.67%, 72.68%, and 99.72%, respectively.     

Recovery of iron from high phosphorus oolitic iron ore using coal-based reduction followed by magnetic separation

Oolitic iron ore is one of the most important iron resources. This paper reports the recovery of iron from high phosphorus oolitic iron ore using coal-based reduction and magnetic separation. The influences of reduction temperature, reduction time, C/O mole ratio, and CaO content on the metallization degree and iron recovery were investigated in detail. Experimental results show that reduced products with the metallization degree of 95.82% could be produced under the optimal conditions (i.e., reduction temperature, 1250℃; reduction time, 50 min; C/O mole ratio, 2.0; and CaO content, 10wt%). The magnetic concentrate containing 89.63wt% Fe with the iron recovery of 96.21% was obtained. According to the mineralogical and morphologic analysis, the iron minerals had been reduced and iron was mainly enriched into the metallic iron phase embedded in the slag matrix in the form of spherical particles. Apatite was also reduced to phosphorus, which partially migrated into the metallic iron phase.     

Phase transformation and reduction kinetics during the hydrogen reduction of ilmenite concentrate

The reduction of ilmenite concentrate by hydrogen gas was investigated in the temperature range of 500 to 1200℃. The microstructure and phase transition of the reduction products were studied by X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy (SEM), and optical microscopy (OM). It was found that the weight loss and iron metallization rate increased with the increase of reduction temperature and reaction time. The iron metallization rate could reach 87.5% when the sample was reduced at 1150℃ for 80 min. The final phase constituents mainly consist of Fe, M₃O₅ solid solution phase (M=Mg, Ti, and Fe), and few titanium oxide. Microstructure analysis shows that the surfaces of the reduction products have many holes and cracks and the reactions take place from the exterior of the grain to its interior. The kinetics of reduction indicates that the rate-controlling step is diffusion process control with the activation energy of 89 kJ·mol-1.